安山煤矿回采巷道支护参数优化研究

罗南洪，张玉虎，杜超杰，段江飞

（1.陕西涌鑫矿业有限责任公司 安山煤矿，陕西 榆林 719400；2.陕西涌鑫矿业有限责任公司，陕西 榆林 719400）

在井下工作面开采中，巷道是工作面开采及井田开拓的重要通道，矿井每年巷道掘进量达几千米[1]。如果巷道支护参数不合理，会导致支护密度过大、上下隅角无法及时垮落造成顶板安全隐患等[2-3]。为解决以上问题，本文以安山煤矿3-1煤层133112 胶运顺槽为研究对象，采取理论分析、岩石力学实验、数值模拟手段，得出最佳锚网支护参数，推动安山煤矿实现安全高效绿色高质量发展。

1 概 况

1.1 巷道概况

安山煤矿隶属于陕西涌鑫矿业有限责任公司，地处陕西省榆林市庙哈孤矿区东南部，行政区划隶属府谷县管辖。井田面积54 km2，设计生产能力1.20 Mt/a，服务年限50 a，采用平硐开拓方式。矿井地质构造简单，煤层倾角平缓，可采煤层5 层，自上而下依次为2-2、3-1、4-2、5-1和5-2煤，目前正开采3-1煤层。133112 胶运顺槽布置于3-1煤层中，巷道埋深约60 m，矩形断面S掘= 宽×高=5.4×2.8=15.12 m2。

1.2 133112 胶运顺槽原支护参数

133112 胶运顺槽顶板锚杆采用φ20 mm×2 200 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×1 100 mm，每排6 根，锚杆锚固力为100 kN，预紧力矩100 N·m；顶板锚索采用φ17.8 mm×6 000 mm 钢绞线，间排距2 400 mm×3 300 mm，锚索预紧力为100 kN，采取“1-2-1”布置。

2 巷道支护参数优化

2.1 岩石力学实验

煤层顶板物理力学参数是数值计算、相似模拟、顶板分类和现场安全生产管理的基础性工作，是巷道支护设计的基础。通过采集安山煤矿3-1煤层采掘工作面煤岩样，在实验室内加工并进行力学参数测试。将测试结果运用至实际工程中，为后续巷道支护设计及相关数值模拟提供各项参数[4-5]。岩石力学参数见表1。

表1 岩石力学参数Table 1 Rock mechanics parameters

2.2 钻孔窥视

煤矿井下围岩结构的钻孔窥视仪器主要为电子钻孔窥视仪，其工作原理是钻孔摄像头将光线转变成电子房号，然后将图像显示于监视器上进行观察。采用钻孔窥视仪对巷道松动圈范围的测量可以确定合理可靠的支护方式，并为支护参数的选择提供依据[6]。本次采用CXK12（B） 矿用钻孔成像仪，对133112 胶运顺槽顶帮围岩松动圈进行观测。

如图1 可知，巷道顶板岩体中发育各种横向、纵向、斜交节理与裂隙，有些裂隙张开度较大。从顶板钻孔孔口向上0.3 m 范围内，岩体以横向裂隙为主。0.3～1.6 m，岩体纵横微裂隙发育。1.6 m 以后无裂隙及节理发育，钻孔孔壁光滑，没有肉眼可见的裂隙及节理，岩体完整度较高。

图1 观测结果Fig.1 Observation results

由以上分析可知，巷道顶板松动圈范围在1.6 m 以内，该结果为巷道锚杆（索） 支护中各参数设计提供有力数据支撑。

2.3 回采巷道支护参数理论计算

掘锚杆支护是通过围岩体内部的杆体，改变围岩本身的力学状态，提高围岩强度，从而在巷道岩体内形成一个完整稳定的承载圈，达到维护巷道的目的。因此，根据相关锚杆支护理论，计算锚杆的各项支护参数。

式中：L为锚杆总长度，mm；L1为锚杆外露长度（托板厚度+螺母厚度+<20～30>mm，此处顶锚杆取50 mm），mm；L2为锚杆有效长度，mm；L3为锚固端长度，取700 mm； 133112 工作面回采巷道矩形布置，巷道掘高为2.8 m，掘宽为5.4 m，所以B取值为5.4 m，H取值为2.8 m；f顶为顶板岩石普氏系数，取值为2.6；ω 为两帮围岩的内摩擦角，取值为48°。

可计算出，L2=1 442 mm。则L≥2 192 mm，取值锚杆长度为2 200 mm，可基本满足支护要求。

锚杆间距按式（3） 计算：

式中：D为锚杆间距，mm；L为锚杆长度，mm，则D≤1 200 mm。

式中：α 中为锚杆排距，m；G 为锚杆设计锚固力；k为安全系数，取值2；L2为锚杆有效长度，取值为1 442 mm；γ 为容重，取值23 KN/m3。根据式（4） 可得出锚杆排距α≤1 025 mm，取值1 000 mm。

针对巷道围岩特点，采用锚索进行加强支护，锚索长度：

式中：La为锚索长度，m；La1为锚索外露长度；La2为锚索有效长度，取3 m；La3为锚索锚固长度，m；N为锚索锚固力，kN；选取φ17.8 mm 的锚索，预紧力设计为150 kN；D为锚索直径，mm；τ为锚固剂与岩石之间的粘结强度，取10 N/mm2。

根据式（5） 及式（6） 的计算结果，最终选取锚索长度为6m。

表2 为锚杆（索）支护设计各参数。

表2 支护参数设计Table 2 Design of support parameters

2.4 数值模拟

2.4.1 数值模拟方案

为了评价目前3-1煤回采巷道支护参数的合理性，在3-1煤回采巷道原支护方案的基础上，依据“三高一低”支护理念，结合现场实际情况及理论计算结果，提出两种新的支护方案，本次分别对方案a（原支护方案，锚杆φ20 mm×2 200 mm，间排距1 000 mm×1 100 mm，锚杆锚固力为100 kN；锚索φ17.8 mm×6 000 mm，间排距为2 400 mm×3 300 mm，锚索预紧力为100 kN）、方案b（锚杆φ20 mm×2 200 mm，间排距1 100 mm×1 000 mm，锚杆锚固力为100 kN；锚索φ17.8 mm×6 000 mm，间排距2 400 mm×3 300 mm，锚索预紧力为150 kN） 和方案c（锚杆φ22 mm×2 400 mm，间排距1 000 mm×1 200 mm，锚杆锚固力为150 kN；锚索φ18.9 mm×6 000 mm，间排距2 400 mm×3 600 mm，锚索预紧力为200 kN） 进行数值模拟分析。

2.4.2 结果分析

采用FLAC3D 数值模拟软件模拟上述3 种支护方案，分析不支护方案下巷道围岩变形应力云图及位移云图，为选取最佳巷道支护参数提供依据。垂直应力云图如图2 所示，垂直位移云图如图3 所示。

图2 垂直应力云图Fig.2 Cloud diagram of vertical stress

图3 垂直位移云图Fig.3 Cloud diagram of vertical displacement

图2 中，巷道开挖后浅部围岩应力得到释放，在顶底板形成应力拱，应力拱随着深度的增大，其应力值也随之增大，逐渐达到原岩应力水平。原方案a 两帮最大垂直应力位于帮部1.5 m 深处，最大应力约为7.57 MPa。通过与方案b 和方案c 对比可知，顶板应力释放区应力由原来的0.043 7 MPa 减小至0.033 3 MPa 和0.023 5 MPa，两帮峰值应力及所在位置也均有所减小。图3 中，在原方案a 下，巷道中部下沉量最大，巷道顶板最大下沉量约为51.8 mm，下沉范围在顶板0～3 m；相比支护方案a，方案b 和方案c 的顶板最大下沉量分别为45.2 mm 和27.7 mm，较原方案a 顶板下沉量分别减少6.6 mm 和24.1 mm。综合对比方案b 和方案c，方案c 控制围岩变形效果明显。

2.5 效益分析

方案c 增加了锚杆的长度和直径，减小了锚杆支护密度，同时增加锚杆（索） 的锚固力及预紧力。方案c 支护材料费用为390.9 元/m。133112工作面辅 运 顺 槽 掘 进 长 度 按 照 大 约1 929 m 计算，增加锚杆（索） 排距后，可少施工锚杆钻孔约1 000 个，锚索钻孔约70 个。按人力成本10 元/根（锚杆）、20 元/根（锚索） 计算，再加上机器耗损等，可节约人力成本约14 000 元。

3 结 语

以安山煤矿3-1煤层回采巷道为工程背景，采取岩石力学实验、钻孔窥视、理论分析、数值模拟等方法，优化支护参数。巷道顶板围岩采取高强度、高刚度锚杆，保证了巷道在服务期间满足安全使用要求。通过优化支护参数，减少了锚杆的排距，从而降低工人劳动强度，提高了掘进速度。根据经济社会效益分析，选取最佳支护方案，可满足巷道回采期间围岩稳定性要求。